浅谈提高磨矿效率的途径 | ![]() |
磨矿是选矿过程中一个极为重要的作业。磨矿产品的质量直接影响选别过程。提高磨矿效率对于提高选矿技术经济指标, 提高矿山综合经济效益是极为重要的。
武山铜矿的磨矿系统采用“半自磨-球磨”工艺流程, 流程简图见图 1。原设计单套系统处理能力为75t/h, 经过近几年的发展, 现在已能达到95t/h。但同时也带来一些问题, 表现为螺旋分级机溢流细度远低于设计要求, 极大地制约着选别指标的提高。因此, 对该磨矿系统进行分析就显得格外重要。
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图 1 “半自磨-球磨”工艺流程 |
相关设备技术性能如下。
自磨机:Ø5 500mm × 1 800mm, 有效容积42.3m3, 筒体转速15 r/min, 转速率83.0%。
球磨机:Ø2 700mm × 3 600mm, 格子型, 有效容积17.7m3, 筒体转速21.7r/min, 转速率84.1%。
螺旋分级机:2FG-2 400, 高堰式。
1 存在的问题当前磨矿系统的运行状况很不理想, 体现在以下几个方面。
(1) 自磨机“胀肚”现象频繁, 台时效率不高。自磨机研磨介质采用Ø150mm贝氏体钢球, 底球量2t, 装球率约1 %, 磨矿浓度70 %~75%。在此条件下生产, 平均每个班“胀肚” 2~3次, 有时甚至多达8~9次。这在一定程度上制约了磨矿系统的处理能力, 同时又对下道工序带来影响, 造成浮选流程不稳定。
(2) 球磨机磨矿效率低。球磨机内钢球重量配比按Ø100 : Ø80: Ø60=3 :4 :3, 底球量26t, 装球率36%, 磨矿浓度76 %~81%。运转过程中经常会出现返砂量过大, 球磨“胀肚”的现象, 经取样测算得返砂比在600%~1 000%之间, 而按新生成-0.076mm计算的磨机利用系数仅为0.5t/m3· h。
(3) 分级溢流细度达不到设计要求。实际溢流细度为-0.076mm占46%~54%, 与设计时要求的-0.076 mm占±60 %相差较大。
2 提高磨矿效率的途径结合该矿实际情况对影响磨矿过程的因素进行分析, 影响磨矿效率的因素主要包括原矿性质、磨机结构和磨机工作参数等。
该矿矿石性质复杂, 但从总体上看, 基本属于中硬矿石, 普氏硬度在10~14之间。矿石可磨性变化对磨矿效率的影响很大, 但在讨论中视原矿性质为不变因素, 本文仅从磨机结构和磨机工作参数两方面论述。
2.1 磨机结构磨机结构尤其是磨机规格是一个重要因素。该系统总有效容积为60m3, 但作为两段磨矿的第二段磨矿, 球磨机有效容积仅为17.7m3。导致螺旋分级机溢流“跑粗”, 返砂比和循环负荷过大的直接原因之一就是球磨机有效容积不够, 从而物料在磨机内停留时间短, 磨矿时间不足。因此, 增大球磨机有效容积即增大球磨机规格是当务之急。在这里, 溢流型球磨机单位容积生产率相对较小, 可以不予考虑。
2.2 磨矿介质衡量磨机介质的磨剥作用强弱的一个重要指标就是在相同条件下介质的表面积的大小如何。与此相关是介质的形状和尺寸。
磨矿介质最常见的形状是圆球形的普通钢球。除此之外异形介质在工业应用中已证明有更好的磨矿效果。异形介质包括有圆柱体、圆台体和棒球体, 其磨矿效果较普通钢球更优的理论出发点在于:其一, 相同尺寸相同重量的异形磨矿介质, 其表面积均大于普通钢球; 其二, 异形磨矿介质在研磨过程中相互间产生点、线、面的接触。而两圆形球体之间只产生点与点接触。所以异形磨矿介质研磨效果较优。
合适的介质尺寸和配比对磨矿效果影响很大。介质太大, 不但会造成过粉碎, 而且会导致磨矿介质的数量相对减少, 因而对物料的破碎打击次数减少, 导致球磨机生产率低。在国内矿山近十几年的生产实践中, 都趋向于尽量使用小尺寸的磨矿介质。从表面积看, 尺寸越小的磨矿介质其表面积越大, 当然研磨效果更好。
关于确定适宜的介质尺寸, 有不少学者提出不同的计算公式。该矿矿石倾向于在一定程度上符合拉祖莫夫公式:
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(1) |
式中:DB—适宜的钢球尺寸, mm;
d—物料最大颗粒直径, mm。
以该矿某日流程取样为例(该物料样基本能反映真实情况), 对返砂(即球磨给矿)的筛析结果如表 1所示。
表 1 球磨给矿的筛析结果 |
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对该物料样, -15mm产率为95.96%, 在(1)式中取d =15mm, 计算:
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即按拉祖莫夫公式计算得出的钢球尺寸为Ø69mm。另外, 对该物料利用算术坐标法画累计粒度分析曲线, 可以看出球磨给矿的物料属于细粒不均匀物料, 因此在钢球添加过程中, 可以适当将小球的比例加大。
按照以上计算和分析结果, 则钢球直径根据实际可取Ø70mm, 同时以较小尺寸的钢球混合配比。
2.3 转速率和装球率二者是一对相互影响制约的因素。通常高的转速率要求较低的装球率, 反之亦然。该系统磨机转速相对比较合理, 但在既定的转速率条件下, 磨矿介质的充填率并未达到最佳状态。对于自磨机, 为了消除或减少“胀肚”现象的发生和提高处理能力, 加大装球率无疑是最直接的一个好方法。工业实践已证明半自磨的装球率可以达到8 %~10 %, 并获得较高的处理能力和磨矿效果, 而该系统装球率仅在1%左右, 毫无疑问在这方面有很大的潜力可挖。
球磨机内钢球作抛落式运动。对于球磨机而言, 尽量减少肾形区(钢球在此区内只作蠕动)的面积是确定合适装球率的前提和依据之一, 见图 2。装球不足则肾形区面积大, 磨矿效率差。因而应该在目前的基础上加大球磨机的装球率至40 %~42%。
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1钢球做圆运动区;2钢球做抛物线运动区;3肾形区;4空白区 图 2 磨机工作原理示意图 |
2.4 矿浆浓度
磨矿浓度对磨矿效率的影响很大。矿浆浓时, 其黏性大, 矿粒易黏附在介质上, 增强了打击和磨剥效果, 矿浆流动性差, 通过磨机时间长, 磨矿效率和产品细度都提高。工业生产中第一段粗磨的矿浆浓度要在矿浆能流出磨机的情况下, 尽量采用较高的浓度, 约78 %~82 %, 细磨浓度相应较低。鉴于此, 该系统应该将自磨磨矿浓度提高至78%~82%, 球磨磨矿浓度相应降低, 至75 %~80%。
3 结语以上是针对该矿的磨矿系统现状, 在理论上就影响磨矿过程的各因素进行分析。虽然各因素并不是完全独立地影响磨矿效率, 但基本反映出该系统存在问题的症结所在, 为该矿在生产实践中寻找问题的解决方法提供了指导。